浅埋煤层大断面巷道支护技术应用研究

赵 云 飞

（霍州煤电集团晋北煤业公司山浪煤矿，山西 静乐 035100）

0 引 言

煤矿开采过程中，工作面两侧的回采巷道直接服务于回采工作面，井下巷硐面临复杂多变的工程地质条件，并且回采巷道受到工作面剧烈的采动影响，如果采取的支护方法方案不当，导致回采巷道围岩变形量大、支护体失效等问题，将严重影响工作面的正常生产，且威胁着井下工作人员的生命安全；而以往的巷道支护方式和参数的确定，多依靠工程类比粗略的确定，这样既不利于矿井的安全正常生产，对于提高煤炭开采的科学性和经济性也非常不利，因此本文以晋北煤业5#煤5-101 首采工作面的胶带运输顺槽的支护为工程背景，对其支护方案和支护效果展开相关的研究，为类似地区、其他备采巷道锚杆支护提供参考。

1 工程概况

霍州煤电集团晋北煤业位于忻州西部，隶属于鹅城镇，井田内总的地势为北部高南部低，最高点位于井田东北部山梁，井田地面标高为+1340m～+1510m，目前正在进行井田范围内5#煤层的采掘作业，5#煤层厚度为2.35m，为近水平煤层，井下标高为+1335m～+1377m，5-101 首采工作面基岩厚23-53m，黄土层厚67～76m，盖山厚度为80～150m，5-101 工作面倾向长度660m，走向长度180m，地质储量75 万t，采用倾向长壁一次性采全高的采煤方法，采空区处理采用全部垮落法。工作面正副两巷均岩煤层倾向布置，切巷沿煤层走向布置。工作面选用ZY11000/24.5/50 型两柱支撑掩护式液压支架支护顶板，支架中心距为1750mm，端面距为340mm，两巷端头及超前采用单体柱支护。5#煤层直接顶板多为砂质泥岩、泥岩或粉砂岩，一般厚在2.20m，老顶为中细砂岩，厚约5.00m；底板岩性多为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，一般厚2.82m。

2 5-101 运输顺槽支护方案初步设计

巷道支护理论的选取对于围岩的控制效果非常关键，支护理论不能忽视围岩的岩性特征，更需要充分考虑围岩所属的类型[1]。根据围岩稳定性分类指标，5-101 运输顺槽直接顶厚度与采高的比值为2.2/2.35=0.93，巷道围岩松动圈的范围为80～150cm，为中松动圈。5-101 工作面平均埋深为90m，上覆岩层自重产生的垂直应力为2.25MPa，根据室内物理力学实验结果顶板岩层的粘聚力为1.35MPa，整体来说，5-101 运输顺槽埋深较浅，围岩强度为中等，为充分保证巷道围岩的稳定性，采用非弹性区理论和组合拱理论进行支护参数设计[2]。5-101 运输顺槽开挖不采取支护措施的条件下围岩的最大非弹性区半径R0：

式中：P 为地应力为2.25MPa；C 为5-101 围岩的粘聚力，1.35MPa；φ 为围岩的内摩擦角为32.15°；R0为等效圆半径，计算公式为：

式中：a 为5-101 运输顺槽宽度的一半为2.8m；h为5-101 运输顺槽高度的一半为1.75m；代入式（2）切得等效圆半径我3.3m，代入式（1）得最大非弹性区半径R0为3.4m。则巷帮围岩内非弹性区深度a1=R0-a=1.25m，顶板岩层内非弹性区发育高度为a2=R0-h/2=1.65m。顶板冒落拱高度：

式中：f 为为1.62，根据式（3）可求得5-101 运输顺槽顶板冒落拱高度为1.81m，顶板锚杆需要承受的岩层的载荷为：

式中：K1为5-101 工作面采动对于其运输顺槽的影响系数，取1.5；γ 顶板岩层容重为26kN/m3；S 为顶板冒落拱的横截面积为1.81m2；D 为锚杆间的排距，查阅相关研究成果取1，则由式（4）求得G1=388.3kN，通过实验室力学实验测得现有直径为22m 锚杆承载力约为70kN，因此顶板每排设计采用6 根锚杆，顶板锚杆的锚固长度为0.5m，则顶板锚杆的长度=1.65+0.5+0.1=2.16m，因此顶板锚杆采用Ф22×2200mm 的螺纹钢锚杆，锚杆间距和排距均为1.0m，两帮锚杆长度=1.25+0.5+0.1=1.86m，处于安全考虑两帮采用Ф18×1800mm 的锚杆，回采帮采用玻璃钢锚杆，煤柱帮左旋螺纹钢锚杆，间排距也为1.0m。顶板采用金属网维护，两帮采用塑料网护帮，5-101 运输顺槽支护断面如图1 所示。

图1 5-101 运输顺槽支护断面

3 支护效果模拟分析

为验证晋北煤业5-101 运输顺槽支护方案的支护效果和可行性，结合该矿5#煤层具体的地质条件，采用FLAC3D 模拟软件[3～4]建立数值模型，模型尺寸长×宽×高=390×100×110m，5-101 运输顺槽断面为矩形，支护后净宽5.6m，净高3.5m，整个模型的岩体选用Mohr-Coulomb 理想弹塑性模型。模型边界条件：模型前后两侧边界面在Y 方向上位移受到约束，左右两个边界的位移在X 方向保持固定，底面边界为固定边界，位移为0，上部边界为自由边界，根据5-101 工作面平均埋深模型顶部施加垂直方向的均布载荷为2.25MPa。模型的详细情况如图2 所示。模拟过程：首先进行5-101 工作面回风顺槽和辅运顺槽的开挖，之后分别在无支护条件下和上述支护条件下进行5-101 运输顺槽的开挖，对支护前后5-101 运输顺槽围岩的位移场变化规律和围岩塑性区云图进行分析研究。

图2 三维数值模型

无支护和锚杆支护条件下5-101 运输顺槽围岩的位移云图和围岩塑性区分布云图如图3、4 所示。根据图3 所示的结果可知，在无支护条件下，5-101 运输顺槽顶板下沉量最大为47.2mm，底板底鼓量最大为12.6mm，回采帮和煤柱帮水平位移最大为21.55mm，采用锚杆支护后，5-101 运输顺槽顶下沉量最大为17.47mm，为支护前的37%，底板底鼓量为11.81mm，两帮水平位移量最大为11.75mm，为无支护条件下的54%，锚杆支护后顶板下沉量减小为无支护条件下的三分之一，两帮移近量减小为无支护条件下的二分之一，由此说明锚杆支护对5-101 运输顺槽围岩位移的控制效果显著。根据图4 所示的结果可以看出，无支护条件下5-101 运输顺槽顶板塑性破坏高度约为1.8m，两帮围岩塑性破坏深度约为1.2m，底板岩层塑性破坏深度约为0.6m，采用锚杆支护后，5-101 运输顺槽顶板塑性破坏高度减小为1.5m，两帮塑性破坏深度减小为0.9m，底板塑性破坏深度仍为0.6m，由此可知，采用锚杆支护，一定程度上减小了巷道顶板和两帮岩体的破坏范围，改善了围岩的受力状态，提高巷道围岩的整体性和承载能力。整体来说，锚杆支护后5-101 运输顺槽围岩位移量很小，模拟结果显示锚杆支护对于5-101 运输顺槽围岩起到较好的控制效果。

图3 5-101 运输顺槽围岩位移场

图4 5-101 运输顺槽围岩塑性区分布

4 现场矿压监测

晋北煤业5-101 运输顺槽采用上述的锚杆支护方案，巷道掘进过程中，围岩稳定性很好，基本未产生明显的位移，为考察工作回采期间的支护效果，在工作面前方150m 布置两个监测点，如图5（a）所示，将现场监测的整理后的结果如图5（b）所示，根据现场监测结果可以看出，5-101 运输顺槽超前工作面100m 处围岩开始出现较为明显的位移，当工作面推进至测点附近时，顶板最大下沉量约为16.5mm，两帮移近量最大约为15mm，总体来说，工作面回采期间5-101 运输顺槽围岩出现轻微的位移，不影响其正常使用，采取锚杆支护的支护效果良好。

图5 5-101 运输顺槽围岩位移观测

5 结 论

晋北煤业5#煤层埋深较浅，顶板岩层较完整、较坚硬，为更加合理的确定其支护方法和支护参数，综合运用理论分析、现场监测及数值模拟等方法，设计5-101 运输顺槽采用锚杆进行支护，并采用非弹性区理论和组合拱理论进行支护参数设计，数值模拟分析表明，锚杆支护预计将取得良好的支护效果，支护方案可行，现场应用后进行围岩位移监测表明，5-101运输顺槽掘进过程中围岩无明显位移，工作面回采期间，顶板最大下沉量约为16.5mm，两帮移近量最大约为15mm，锚杆支护有效的控制5-101 运输顺槽的围岩位移，取得了良好的应用效果和显著的经济效益。